入料组成对细粒煤泥浮选的影响

为了研究+0.074 mm粒级煤泥粒度与含量对-0.074 mm粒级煤泥浮选的影响规律,提高-0.074 mm粒级煤泥的分选精度。分别将0.5~0.25、0.25~0.125、0.125~0.074 mm 3种粒级煤泥按不同比例添加入-0.074 mm粒级煤泥中,并进行了浮选试验、泡沫稳定性试验、精煤水回收率试验,研究了浮选入料组成对浮选泡沫稳定性、精煤水回收率及-0.074 mm粒级煤泥浮选指标的影响规律。     

叶轮转速对煤泥浮选效果及动力学影响分析

为了提高矿物可浮性,改善细粒煤分选效果,选择粒度为0.5 mm以下的煤样为研究对象,通过实验室单元浮选试验以及窄粒级浮选动力学试验的方法,探讨了叶轮转速对不同密度级细粒煤浮选动力学的影响。结果表明:试验煤样的浮选过程符合一级动力学方程;叶轮转速对不同密度级细粒煤的浮选速率常数影响较大;叶轮转速增加,煤样的精煤产率及可燃体回收率增加,同时灰分也有所上升,叶轮转速太大不利于细粒煤浮选。     

开滦矿区不同粒度煤泥的可浮性试验研究

针对开滦矿区高灰难选煤泥浮选精煤灰分高、产率低的问题,对其进行了天然可浮性、实际可浮性分析及浮选速度试验,并对浮选产品进行了粒度组成分析.试验结果表明:天然可浮性最好的为0.25 ～0.125 mm中间粒级;其次为0.5～0.25 mm和0.125 ～0.074 mm粒级;细粒级(＜0.074 mm)天然可浮性差,但由于其比表面积大,在实际分选过程中可优先吸附药剂,可浮性得到增强,浮选速度变快,因而造成了精煤中高灰细泥夹带.     

新阳选煤厂煤泥分级浮选特性的试验研究

为优化煤泥的分选,采用先分级、再浮选的方法对新阳选煤厂不同粒级煤泥进行了试验研究,结果表明:各粒级煤泥的浮选效果存在明显的差异,且浮选入料的粒度越粗,浮选药剂用量就越大;0.5~0.25mm粒度级煤泥的可浮性最好;0.125mm粒度级的煤泥浮选精煤产率低,灰分高,可浮性较差。     

基于响应面法的煤泥分级调浆浮选强化研究

针对浮选高灰细泥夹带、尾煤跑粗等问题,以0.25mm为界限对其进行分级调浆浮选试验,探究调浆参数对浮选效果的影响,选取调浆浓度、转速和时间作为变量因素进行调浆参数响应面优化,确定了+0.25mm和-0.25mm粒级浮选调浆的最优参数,并对比了分级二次浮选和分级调浆浮选的分选效果。结果表明,分级浮选能够显著提高精煤产率,在分级基础上进行二次浮选和调浆浮选均能进一步强化浮选效果;三个调浆参数中,调浆时间对浮选指标的影响极为显著,调浆转速的影响为显著,调浆浓度的影响为不显著;与分级二次浮选相比,分级调浆浮选对两个粒级的回收效果均有提升。     

破碎方式对中煤表面性质及后续浮选的影响

针对中煤在不同破碎方式作用下由于表面性质的变化,进而影响破碎产物浮选行为的现状,在物相组成分析基础上,分别采用鄂式破碎和湿法球磨方法将中煤破碎至-0.5 mm,试验结果表明,湿法球磨破碎产品的解离效果较鄂式破碎产品好。X射线光电子能谱分析显示:伴生黄铁矿解离致使在鄂式破碎产物表面检测到FeS2、FeS;湿法球磨的氧化氛围导致煤粒表面的FeS2、FeS变为FeOOH。红外光谱分析表明:湿法球磨可增加煤粒表面疏水甲基基团含量,而亲水羟基基团的含量则降低;不同破碎产品解离程度及表面性质的差异导致其浮选效果不同,当浮选精煤产率为10%时,湿法球磨精煤灰分较鄂式破碎产物灰分降低2.14%。分级浮选结果表明:除粒级0.25~0.125 mm外,湿法球磨产物中0.5~0.25、0.125~0.074以及-0.074 mm的浮选效果均高于相应粒级的鄂式破碎产物。     

细粒煤泥分级浮选试验探讨

入浮煤泥中细粒级含量高容易对分选效果产生不良影响,混合浮选工艺分选粒度范围宽,精煤产率低且灰分高。针对试验样品进行分级浮选探讨,提出+0.125 mm粒级的煤泥采用浮选机分选,-0.125 mm粒级的煤泥采用旋流-静态微泡浮选柱分选的方案。试验结果表明,柱机联合分级浮选方案较全粒级分选具有较大优势。     

不同能量输配的煤泥浮选过程特征

 为了研究不同能量输入条件下的煤泥浮选过程,以唐山矿区高灰难选煤泥为研究对象,将煤泥浮选过程分为调浆和浮选两个阶段,分别进行了调浆和浮选不同转速下的浮选功耗试验。试验结果表明：调浆过程和浮选过程最优的转速均为2400r/min;随着调浆搅拌转速的提高,精煤灰分和可燃体回收率先增加后减小;随着浮选功耗的增加,精煤灰分先增加后减小,精煤可燃体回收率逐渐增加;过低的搅拌强度不利于煤泥的矿化,而过强的搅拌会影响泡沫层的稳定。根据矿物可浮性的变化,对浮选过程中的能量需要进行分配,用最低的功耗获得较好的浮选指标。     

煤泥分级浮选试验研究

为解决七台河新兴选煤厂煤泥混合浮选出现的浮选精煤灰分高、尾煤灰分低的问题,以该厂煤泥为研究对象,对不同粒级的煤泥进行分级浮选试验。试验结果表明:新兴选煤厂煤泥可采用分级浮选工艺分选,且应以0.125 mm分级,>0.125 mm粒级煤泥采用浮选机浮选,<0.125 mm粒级煤泥采用浮选柱浮选。     

细粒级煤泥浮选数学模型研究

通过实验室筛分试验、分粒级浮选速率试验与全粒级浮选速率试验,对浮选过程中精煤产率和灰分的变化规律进行了研究。结果表明:各粒级浮选速率由快到慢依次为0.250～0.125、0.500～0.250、0.125～0.075、0.075～0.045、<0.045 mm;全粒级浮选速率受各粒级浮选速率的影响,随着浮选时间的增加浮选速率降低,精煤灰分提高。利用Excel软件建立了各粒级浮选精煤产率、灰分与浮选时间的数学模型,结合粒度组成,推导出全粒级浮选数学模型,与实验室全粒级浮选速率试验结果对比表明,该模型符合全粒级浮选规律,可靠性高,可以准确预测浮选技术指标。     

浮选精煤中杂质矿物含量变化规律研究

为研究煤泥浮选时精煤中杂质矿物含量在不同粒度随浮选时间的变化规律,本文选取平朔3#弱粘煤(-0.5mm)作为试样,用X射线荧光光谱分析煤样中主要氧化物质为Al_2O_3、SiO_2及CaCO_3,用X射线衍射仪对各粒级入料煤样及精煤中不同浮选时间的4种产品的杂质矿物分别进行了定性及RIR定量分析,并根据烧灰前后发生的化学变化及质量守恒定律计算烧灰前矿物实际含量。结果表明:平朔3#弱粘煤(-0.5mm)煤样中矿物质主要由高岭石、方解石及石英3种组成,其中0.125~0.074mm、0.250~0.125mm、0.500~0.250mm粒度级中高岭石含量均在70%以上,且该煤样中高岭石含量随粒度的增大而增加,石英、方解石含量则随粒度的增大而减少。在有效浮选3分钟内,随着浮选时间增加,粒度级为0.500~0.250mm、0.250~0.125mm时矿物质含量变化规律相似,即高岭石、方解石的含量均为先减小后增大,石英含量则先增大后减小。粒度级为0.125~0.074mm、-0.074mm时,高岭石含量先增大后减小,石英、方解石含量则没有明显变化规律。     

煤焦油在煤泥浮选中的应用研究

从理论上分析了煤焦油用于煤泥分选的可能性,采用其馏分——洗油作为煤泥浮选的捕收剂,考察了在最佳抑制剂和分散剂用量下,洗油和仲辛醇用量不同时煤泥粒度对浮选效果的影响,结果表明:0.25～0.074mm粒级颗粒比>0.25mm粒级颗粒好浮,<0.074mm粒级颗粒的可浮性最差。     

调浆剪切强度对煤泥浮选的影响

以开滦钱家营炼焦煤选煤厂的煤泥为样品,在对原煤泥、>0.074 mm为主的粗煤泥、 <0.074 mm 为主的细煤泥等煤样进行实验室调浆试验的基础上,利用自行研制的新型调浆机完成了35 m 3 /h负荷的半工业性试验,重点考察调浆机叶轮线速度对浮选可燃体回收率的影响。结果表明：在实验室、半工业性规模的煤泥调浆试验中,均存在适宜的调浆剪切强度,不足或过度调浆都不利于提高可燃体回收率;实验室试验中对原煤泥、>0.074 mm为主的粗煤泥,优化的调浆叶轮线速度相似,均为6.00 m/s,对<0.074 mm为主的细煤泥,优化的调浆叶轮线速度为2.33 m/s;对半工业性试验中采用的新型煤泥调浆机,叶轮线速度在5~8 m/s时可获得较好的调浆效果,浮选可燃体回收率比矿浆预处理器平均提高9.65百分点。     

高灰难选煤泥分级浮选试验研究

针对开滦集团以高灰细粒级为主的难选煤泥,为降低精煤灰分,提高精煤质量和精煤产率,进行了分级浮选试验,以0.125 mm为分级粒度,分别进行了粗粒级和细粒级的分步释放浮选试验和浮选速度试验。试验结果表明,在灰分为11%左右时,分粒级浮选的精煤产率比全粒级浮选的精煤产率高约9个百分点,分粒级浮选的尾煤灰分比全粒级浮选的尾煤灰分高约6.5个百分点,分粒级浮选在精煤产率和尾煤灰分方面均优于全粒级浮选,从而说明了开滦高灰难选煤泥分级浮选的可行性。     

高灰难选煤泥分级浮选降灰实验研究

针对贵州某煤泥中-0.074 mm粒级的产率为54.19%,灰分为40.55%,并含有大量的珍珠陶土、高岭石和二重高岭石等黏土矿物,极易泥化的高灰难选煤泥。采用分级浮选方式,分别确认了-0.5+0.25 mm、-0.25+0.074 mm、-0.074 mm粒级浮选的矿浆浓度、捕收剂用量、起泡剂用量、叶轮转速及工艺流程等较优浮选条件并和-0.5 mm全粒级进行对比;结果表明:各粒级的较优药剂用量和工艺参数均不同,在较优浮选条件下,分粒级的精煤产率高于全粒级,灰分低于全粒级;分粒级的尾煤产率低于全粒级,灰分高于全粒级,即分粒级浮选对该煤泥有显著的意义。      

浮选法脱除粉煤灰中未燃碳的研究

为提高粉煤灰资源化利用水平和有效保护环境,对广东坪石发电厂粉煤灰的粒度特性和未燃碳的粒级分布进行分析,并采用接触角测量仪分析未燃碳粒的表面疏水性,基于此进行浮选脱碳试验。试验结果表明:该粉煤灰粒度极细,<0.074 mm粒级产率约为89.81%,未燃碳粒接触角仅为21°,可浮性差;当柴油用量为10 kg/t、仲辛醇用量为3.5 kg/t时,浮选尾煤产率为73.85%,烧失量为4.89%,浮选精煤产率为26.15%,灰分为45.45%,发热量为14.34 kJ/kg,综合回收率较高。     

难浮煤泥浮选速率试验研究

针对主导粒级为细粒级的难浮煤泥,进行了窄粒度级和全粒度级的浮选速度试验。结果表明：浮选速度由快到慢的粒级依次为0.125～0.074、0.250～0.125、〈0.074、0.500～0.250、〉0.500 mm。粗粒级煤粒因其质量大、脱附概率高、部分连生体表面疏水性较差,需在高能量输入条件下,通过较长时间的矿化作用...     

马达加斯加某三水铝土矿磨矿浮选脱硅工艺试验研究

铝土矿试验矿样来自马达加斯加Sofia地区,Al₂O₃含量为32.06%,SiO₂含量为34.06%。矿石中含铝矿物主要为三水铝石;含硅矿物主要为石英,其次为高岭石。三水铝石以微晶聚合体形式存在,微细粒的其他矿物以包体形式嵌布在其中,矿样粒级越细聚合体中杂质矿物含量越高。矿样中-0.028 mm粒级产率约占30%,高杂质含量的三水铝石聚合体占比超过95%,反浮选或正浮选几乎没有脱硅效果。石英的嵌布粒度集中于0.1～0.8 mm,原矿矿样常规破碎磨矿产品中SiO₂在0.074 mm以上粗粒级富集,富含石英矿物的矿粒过粗,采用反浮选无法脱除。研究提出了便于工业化实施的脱泥、分级、分别磨矿合并反浮选工艺流程,未破碎原矿矿样用2 mm的筛子筛分,+2 mm粒级矿样单独破碎磨矿,-2 mm粒级矿样脱泥、沉砂单独磨矿,两种磨矿产品合并进入反浮选脱硅,获得铝硅比大于10、Al₂O₃回收率大于40%的精矿。     

调整剂对高灰难选煤浮选效果的影响研究

 我国煤泥比例增大、可选性变差,浮选效果难以提升。通过对河北唐山某选煤厂浮选入料的物相分析、粒度分析和浮沉分析考察了该高灰难选煤样的可浮性;在浮选试验中添加六偏磷酸钠、水玻璃、羟甲基纤维素（CMC）、苛性钠等不同用量的调整剂,根据试验结果分析了不同调整剂对高灰细泥难选煤的作用效果及机理。研究表明,调整剂能有效改善浮选效果,当CMC用量为40g/t时对该煤泥浮选效果最好。     

粗细粒级差异化给矿对浮选柱选别性能的影响

粗细粒级矿物具有不同的浮选特性,浮选柱主要应用于精选作业的细粒级矿物分选,对粗颗粒矿物回收率较低,限制了浮选柱的应用。在泡沫层分选理论的基础上,以纯石英矿物(纯度大于99%)为代表矿样,将其分成150~280μm和-15μm粗细粒级两个组分,采用Ф100 mm×2 000 mm浮选柱开展试验考察粗细粒级差异化给矿对选别性能的影响。在一个试验中将粗细粒级矿物混合给入浮选柱泡沫层之下进行常规浮选,在另一个试验中将粗细粒级矿物差异化给入浮选柱泡沫层之上和泡沫层以下分别进行泡沫层分选和常规浮选。试验对比结果表明,粗细粒级差异化给矿提高了浮选柱精矿回收率,对粗颗粒矿物回收效果提升更为显著。